郝 鋼 ，于鼎豪 ，徐 營(yíng) ，王 力 ，劉 宏

（1.山西汾西礦業(yè)集團(tuán)正新煤焦有限責(zé)任公司 和善煤礦，山西 長(zhǎng)治 046000；2.中國(guó)礦業(yè)大學(xué) 礦業(yè)工程學(xué)院，江蘇 徐州 221116）

煤層采用長(zhǎng)壁工作面和垮落法開(kāi)采后，上覆巖層移動(dòng)和破壞具有明顯的分帶性，從采空區(qū)至地表覆巖破壞范圍逐漸擴(kuò)大、破壞程度逐漸減弱，自下而上分別為垮落帶、導(dǎo)水裂隙帶和彎曲下沉帶?？迓鋷侵赣刹擅阂鸬纳细矌r層破壞并向采空區(qū)垮落的巖層范圍?？迓鋷?nèi)巖塊之間空隙多、連通性強(qiáng)，是水體和泥沙潰入井下的通道，也是瓦斯逸出或積聚的空間；垮落帶上方的巖層產(chǎn)生斷裂或裂隙，但仍保持其原有層狀的巖層帶即為導(dǎo)水裂隙帶。導(dǎo)水裂隙帶位于垮落帶之上，具有與采空區(qū)相連的導(dǎo)水裂隙。若該部分波及水體，即可將水導(dǎo)入井下[1]。

目前，“兩帶”高度主要通過(guò)理論計(jì)算、數(shù)值模擬、相似實(shí)驗(yàn)及現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)得出。理論計(jì)算主要分為統(tǒng)計(jì)擬合公式[2]、以覆巖運(yùn)動(dòng)規(guī)律為基礎(chǔ)，用數(shù)學(xué)方法推導(dǎo)得出公式[3]以及利用神經(jīng)網(wǎng)絡(luò)技術(shù)進(jìn)行預(yù)測(cè)[4]；相似模擬則根據(jù)實(shí)際圍巖條件及實(shí)驗(yàn)?zāi)Ｐ统叽?，按照一定的相似比制作相似材料并確定荷載與開(kāi)采速度，待覆巖穩(wěn)定后測(cè)量?jī)蓭Ц叨萚5-7]；現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)主要有鉆孔窺視法、光纖傳感器位移測(cè)定法及電阻率法等[8-10]。由于實(shí)際生產(chǎn)中覆巖類型、煤層埋深及采高的條件差異較大，理論公式計(jì)算所得結(jié)果存在一定誤差[11]。因此，通過(guò)多種手段聯(lián)合運(yùn)用，揭示不同層間距下覆巖“兩帶”發(fā)育情況，為工作面防治水工作奠定了基礎(chǔ)。

1 工程地質(zhì)條件

和善煤礦位于山西省長(zhǎng)治市沁源縣，地層傾角一般8°～15 °，含可采煤層5 層，可采煤層總厚6.72 m，可采含煤系數(shù)4.6 %。相關(guān)的6 號(hào)煤位于太原組上段下部，平均埋深130.52 m，下距9+10號(hào)煤層43.50～59.15 m，平均53.02 m。煤層厚度0～2.58 m，平均1.29 m。一般不含夾石，僅個(gè)別點(diǎn)含1 層夾石，結(jié)構(gòu)簡(jiǎn)單，頂?shù)装逡话銥槟鄮r和粉砂巖。9+10 號(hào)煤位于太原組下段頂185.36 m，煤層厚度0～4.12 m，平均2.12 m。含0～3 層夾石，結(jié)構(gòu)簡(jiǎn)單～復(fù)雜。頂板一般為泥巖和石灰?guī)r。底板一般為泥巖和粉砂巖，偶見(jiàn)細(xì)粒砂巖。下組煤層9+10 號(hào)煤層的主要充水含水層為太原組石灰?guī)r裂隙含水層，其補(bǔ)給以大氣降水補(bǔ)給為主，其次是上覆含水層側(cè)向補(bǔ)給且受上覆煤層采空區(qū)積水的威脅，防治水工程量較大。

2 “兩帶”高度理論計(jì)算

根據(jù)相關(guān)規(guī)范所提供的公式[12]，和善煤礦9+10 號(hào)煤石灰?guī)r頂板按堅(jiān)硬巖層情況考慮，垮落帶及導(dǎo)水裂隙帶高度按式（1）及式（2）計(jì)算：

式中：Hc為垮落帶高度，m；Hf為導(dǎo)水裂隙帶高度，m；M為累計(jì)采高，取2.0 m。

計(jì)算得：Hc=7.4～12.4 m；Hf=36.6～54.4 m。

3 UDEC 數(shù)值模擬

3.1 數(shù)值模型

模擬旨在研究6 號(hào)煤底板導(dǎo)水裂隙帶與9+10號(hào)煤頂板導(dǎo)水裂隙帶是否貫通，故需模擬不同層間距情況下的“兩帶”發(fā)育情況。根據(jù)地質(zhì)資料，9+10 號(hào)煤埋深約200 m，模型中假定9+10 號(hào)煤為參考系，6 號(hào)煤根據(jù)層間距不同而上下浮動(dòng)，范圍為43.5 ～59.15 m。綜合考慮模擬結(jié)果的代表性與計(jì)算高效性，本次分別取層間距43.50、51.15、59.15 m 進(jìn)行分析。

模型沿工作面推進(jìn)方向建立，工作面推進(jìn)距離240 m。模型中塊體采用莫爾-庫(kù)倫本構(gòu)模型，節(jié)理采用庫(kù)倫滑移模型，煤巖物理力學(xué)參數(shù)見(jiàn)表1。

表1 煤巖物理力學(xué)參數(shù)Table 1 Physical parameters of coal and rock

3.2 數(shù)值模擬結(jié)果及分析

3.2.1 塑性區(qū)判據(jù)

巖層屈服后進(jìn)入塑性狀態(tài)，其完整性遭到破壞，一方面巖體本身固有的裂隙進(jìn)一步擴(kuò)展與延伸，另一方面又產(chǎn)生新的裂隙，這些裂隙互相連通即構(gòu)成裂隙通道。采場(chǎng)覆巖塑性區(qū)圖能夠觀察到覆巖的破壞形態(tài)，因此，分析“兩帶”發(fā)育高度可以塑性破壞區(qū)范圍可作為判定最大導(dǎo)水裂隙帶高度的依據(jù)之一[13-15]。不同層間距下9+10 號(hào)煤覆巖塑性區(qū)分布圖如圖1。

圖1 不同層間距下9+10 號(hào)煤覆巖塑性區(qū)分布圖Fig.1 Plastic zone distribution of No.9+10 coal with different layer spacing

根據(jù)對(duì)稱性，僅取模型半結(jié)構(gòu)進(jìn)行分析。對(duì)于破壞形式，表現(xiàn)為在采空區(qū)上覆巖層主要以拉伸和拉剪破壞為主，再向上以剪切破壞為主。采動(dòng)后覆巖自上而下大致可以分為5個(gè)變形區(qū)域，分別為未受破壞區(qū)、塑性變形區(qū)、拉張裂隙區(qū)、拉張破壞區(qū)和局部拉張區(qū)[16]。

9+10 號(hào)煤層上方一定范圍內(nèi)存在與采空區(qū)走向長(zhǎng)度相近的塑性破壞區(qū)，且該部分主要發(fā)生拉伸破壞，可得垮落帶高度分別為11.17、11.01、11.67 m，平均高度11.28 m。導(dǎo)水裂隙帶一般認(rèn)為時(shí)塑性區(qū)發(fā)育的最大高度，由于層間距較近的2種情況下塑性區(qū)均有重疊現(xiàn)象，故可從圖1(c)中得出導(dǎo)水裂隙帶高度為47.04 m。

3.2.2 裂隙圖判據(jù)

不同層間距下9+10 號(hào)煤頂板巖層裂隙分布圖如圖2。

圖2 不同層間距下9+10 號(hào)煤頂板巖層裂隙分布圖Fig.2 Fracture distribution in floor of No.9+10 coal with different layer spacing

由于圍巖條件、埋深等因素相差不大，6 號(hào)煤底板導(dǎo)水裂隙帶深度在不同層間距時(shí)變化不大，最深為4.42 m。由于垮落帶距開(kāi)采煤層最近，回采后失去平衡自由跨入采空區(qū)，破碎程度很大，故認(rèn)為煤層上部垂直裂隙密集區(qū)為垮落帶范圍。6號(hào)煤開(kāi)采對(duì)底板造成影響的范圍并未波及9+10 號(hào)煤頂板附近區(qū)域，故9+10 號(hào)煤在不同層間距情況下垮落帶高度相似，分別為11.46、10.82 、11.10 m，平均11.13 m。在圖2（a）中，由于層間距較近，9+10 號(hào)煤頂板導(dǎo)水裂隙帶已與6 號(hào)煤底板導(dǎo)水?dāng)嗔褞Оl(fā)生大面積重合而無(wú)法分辨；圖2（b）與圖2（c）中，裂隙輪廓呈現(xiàn)明顯的馬鞍形。由于層間距不同，頂面荷載及側(cè)向荷載稍有差別，綜合影響造成2 層間距下導(dǎo)水裂隙帶高度稍有不同，發(fā)育高度分別為46.03、46.40 m，平均46.22 m。

4 “兩帶”發(fā)育高度實(shí)測(cè)

4.1 實(shí)測(cè)方法

研究采用的現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)方法為井下仰孔法，采用雙端堵水器進(jìn)行。通過(guò)在井下選取適當(dāng)?shù)奈恢孟蛏鲜┕げ煌姆轿缓蛢A角的傾斜鉆孔。測(cè)試系統(tǒng)如圖3。

圖3 測(cè)試系統(tǒng)示意圖Fig.3 Schematic of testing system

圖4 鉆孔位置示意圖Fig.4 Schematic of drilling position

雙端堵水器是由2 個(gè)連在一起的膠囊及相應(yīng)的管路構(gòu)成，膠囊起脹與鉆孔注水是通過(guò)各自獨(dú)立的2 套系統(tǒng)來(lái)完成的。

具體觀測(cè)時(shí)，先將觀測(cè)設(shè)備的各個(gè)組件組裝在一起（確保各個(gè)接口處的密封效果），放入鉆孔之前應(yīng)先進(jìn)行實(shí)驗(yàn)，一切正常后在放入鉆孔中。工作時(shí)將推進(jìn)桿逐根連接，把具有一定壓力的外接水源通過(guò)觀測(cè)工作臺(tái)及2 根耐壓軟管與雙端堵水器相連接，用推桿將雙端堵水器送至欲測(cè)深度。觀測(cè)時(shí)首先打開(kāi)起脹系統(tǒng)閥門，通過(guò)膠囊起脹將測(cè)試孔段兩端封住，然后開(kāi)啟注水系統(tǒng)，保持規(guī)定的注水壓力值（小于膠囊壓力），待測(cè)試孔段的注水流量與孔壁裂隙的漏水流量達(dá)到平衡、流量穩(wěn)定后，即可通過(guò)流量?jī)x表測(cè)定單位時(shí)間內(nèi)的注水量，亦即孔壁的漏水量；測(cè)試完畢時(shí)，打開(kāi)膠囊放水閥門，這時(shí)水壓迅速下降，膠囊收縮，封閉孔段積水泄出后，關(guān)閉注水閥門，讀出注水管路所在的高程的靜水壓力，可得到注水段的垂直高程（用于校正傾斜）。然后將裝置推到新的測(cè)試位置，重復(fù)上述過(guò)程，這樣就可以測(cè)得整個(gè)鉆孔連續(xù)各段的漏失量，根據(jù)這個(gè)漏失量的大小來(lái)判斷上覆各巖層的裂隙發(fā)育狀況，從而確定導(dǎo)水裂隙帶的發(fā)育高度。

4.2 井下觀測(cè)工程設(shè)計(jì)

綜合各因素考慮，9101 工作面導(dǎo)水裂隙帶高度觀測(cè)位置定為終采線附近。9101 工作面采空區(qū)內(nèi)施工1 個(gè)采后孔，用于觀測(cè)煤層頂板覆巖受采動(dòng)破壞后導(dǎo)水裂隙帶的最大發(fā)育深度。為了達(dá)到預(yù)期的試驗(yàn)研究目的，獲取較為準(zhǔn)確的可靠的觀測(cè)數(shù)據(jù)，還需施工1 個(gè)基礎(chǔ)鉆孔即基準(zhǔn)孔，用于觀測(cè)未受采動(dòng)影響的覆巖巖層的原始裂隙狀態(tài)，觀測(cè)數(shù)據(jù)用于采后觀測(cè)對(duì)比的基礎(chǔ)，背向9101 工作面采空區(qū)向覆巖施工基準(zhǔn)鉆孔。根據(jù)理論計(jì)算與數(shù)值模擬結(jié)果綜合分析，導(dǎo)水裂隙帶高度為47 m 左右。實(shí)際上，9101 工作面頂板為堅(jiān)硬巖層，為了使觀測(cè)方案安全可靠，導(dǎo)水裂隙帶探測(cè)高度定為65 m。因此，在9+10 號(hào)煤設(shè)計(jì)觀測(cè)孔時(shí)，主要對(duì)覆巖采動(dòng)破壞高度在30～60 m 范圍內(nèi)的覆巖破壞情況進(jìn)行控制研究。同時(shí)，為防止出現(xiàn)裂高過(guò)大等異常情況，適當(dāng)加大鉆孔深度，最大控制高度為65 m。

9101 工作面“兩帶”探測(cè)鉆孔位于9101 回風(fēng)巷內(nèi)，共施工3 個(gè)鉆孔，其中1～3 號(hào)采動(dòng)孔位于采空區(qū)內(nèi)，采前孔位于采空區(qū)之外穩(wěn)定巖石內(nèi)。采前孔距終采線109 m，1 號(hào)采動(dòng)孔距終采線10 m，2號(hào)采動(dòng)孔距終采線11 m，3 號(hào)采動(dòng)孔距終采線60 m。

4.3 觀測(cè)結(jié)果及分析

各鉆孔絕對(duì)漏失量分布圖如圖5，各孔相對(duì)漏失量-層位綜合關(guān)系圖如圖6。

圖5 各鉆孔絕對(duì)漏失量分布圖Fig.5 Absolute leakage distribution of each testing hole

圖6 各孔相對(duì)漏失量-層位綜合關(guān)系圖Fig.6 Comprehensive schematic of relationship between leakage and location of each testing hole

圖5 中基準(zhǔn)孔漏失量曲線展示了在未經(jīng)開(kāi)挖擾動(dòng)巖層的天然漏失量，該漏失量由天然存在于巖體中的微裂隙、開(kāi)口連通的孔隙所導(dǎo)致。上述二者尺寸均較?。é蘭 級(jí)），故各垂深下漏失量較?。ň∮?.5 L/min）；1 號(hào)采后孔曲線所對(duì)應(yīng)的測(cè)孔距終采線最近，孔前部位于垮落帶，后部位于導(dǎo)水裂隙帶，故漏失量較其他孔更多。由于垮落帶巖石破碎程度高，強(qiáng)度很低，在鉆孔施工結(jié)束后由于地應(yīng)力作用導(dǎo)致孔身位于垮落帶范圍內(nèi)的部分沿垂直其軸線方向產(chǎn)生了較大形變，而導(dǎo)水?dāng)嗔褞?nèi)孔的變形較小，孔身的不均勻形變使儀器在到達(dá)對(duì)應(yīng)垂深10.6 m 位置處無(wú)法繼續(xù)前進(jìn)（實(shí)際孔長(zhǎng)大于儀器所在位置），故可知垮落帶高度為10.6 m；在2 號(hào)采后孔曲線中，由于施工位置限制，孔身一部分位于上山保護(hù)煤柱內(nèi)，故垂深較小時(shí)漏失量較少，與基準(zhǔn)孔數(shù)據(jù)相近。曲線高位段代表對(duì)應(yīng)垂深范圍內(nèi)開(kāi)挖擾動(dòng)導(dǎo)致的裂隙發(fā)育強(qiáng)烈，即導(dǎo)水?dāng)嗔褞谖恢?。為加快測(cè)試效率，3 號(hào)采后孔從垂深25 m 處開(kāi)始測(cè)試，故曲線自孔垂深25 m 時(shí)開(kāi)始。同樣存在較大漏失量，說(shuō)明了6 號(hào)煤底板導(dǎo)水裂隙帶與9+10 號(hào)煤頂板導(dǎo)水裂隙帶存在貫通。

在圖6 中，2 號(hào)孔相對(duì)漏失量在距6 號(hào)煤底板10.4 m 位置后開(kāi)始明顯增加，3 號(hào)孔流量曲線展示了相同的趨勢(shì)，但增加位置起點(diǎn)離6 號(hào)煤更遠(yuǎn)，原因是2 號(hào)孔離終采線位置較3 號(hào)孔更遠(yuǎn)，兩孔方位角相同而3 號(hào)孔孔身更長(zhǎng)，導(dǎo)致3 號(hào)孔更加深入采空區(qū)中心位置，裂隙發(fā)育更強(qiáng)烈。曲線該特點(diǎn)表明從此高度開(kāi)始，兩煤層導(dǎo)水裂隙帶開(kāi)始發(fā)生重疊現(xiàn)象，重疊部分的巖石經(jīng)歷了2 次開(kāi)挖擾動(dòng)，破壞程度相較于其他部分更加嚴(yán)重，導(dǎo)水裂隙帶發(fā)育更強(qiáng)烈，透水能力更強(qiáng)。

5 結(jié) 語(yǔ)

1）通過(guò)規(guī)范經(jīng)驗(yàn)公式計(jì)算得和善煤礦9+10 號(hào)煤覆巖垮落帶高度為7.4～12.4 m，導(dǎo)水裂隙帶高度為36.6～54.4 m；利用UDEC 數(shù)值模擬得出得兩帶高度分別為11.28、46.63 m；現(xiàn)場(chǎng)雙端堵水器實(shí)測(cè)得出“兩帶”高度分別為10.6、45.79 m。

2）數(shù)值模擬結(jié)果表明兩煤層裂隙的貫通情況受層間距的影響較為顯著。層間距較小時(shí)（43.5 m左右），兩煤層導(dǎo)水裂隙帶出現(xiàn)全采空區(qū)范圍內(nèi)均貫通的現(xiàn)象，6 號(hào)煤采空區(qū)內(nèi)地下水對(duì)9+10 號(hào)煤工作面產(chǎn)生持續(xù)影響；層間距適中時(shí)（51.15 m 左右），開(kāi)切眼與工作面向采空區(qū)內(nèi)存在采空區(qū)長(zhǎng)度1/4 范圍內(nèi)的導(dǎo)水裂隙帶貫通，6 號(hào)煤底板裂隙同樣會(huì)對(duì)9+10 號(hào)煤開(kāi)采造成影響；層間距較大時(shí)（59.15 m 左右），兩煤層導(dǎo)水裂隙帶重疊范圍較小，6 號(hào)煤采空區(qū)地下水對(duì)9+10 號(hào)煤開(kāi)采造成的影響較小。

3）9101 工作面現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)部位兩煤層間距為52.56 m，盡管大于6 號(hào)煤底板導(dǎo)水裂隙帶深度4.42 m 與9+10 號(hào)煤導(dǎo)水裂隙帶高度46.63 m 之和，但仍存在裂隙貫通現(xiàn)象。6 號(hào)煤開(kāi)采后其上方垮落帶、導(dǎo)水裂隙帶高度發(fā)育，若其上方一定高度內(nèi)存在含水層和積水，地下水將流入6 號(hào)煤采空區(qū)。其下方9+10 號(hào)煤開(kāi)采時(shí)，頂板導(dǎo)水裂隙帶發(fā)育，可能造成9+10 號(hào)煤工作面涌水量過(guò)大隱患。實(shí)際情況下，兩煤層層間距，中間各巖層厚度、巖性、破壞情況具有離散性，是空間位置、開(kāi)采時(shí)間等因素相互作用的結(jié)果。